普定县东光煤矿瓦斯抽放专项设计.doc

普定县东光煤矿瓦斯抽采专项设计资 料 目 录一普定县东光煤矿瓦斯抽采专项设计说明书1 份二附 图图号比 例份 数序号图 名1开拓方式平、剖面图Z-011:500012采区巷道布置及机械配备平、剖面图Z-021:200013瓦斯抽采系统布置平面图Z-031:200014瓦斯抽采站位置图Z-041:50015瓦斯抽采泵房及低位水池布置图Z-051:10016瓦斯抽采泵房设备及附属设施布置图Z-061:10017瓦斯抽采泵房防雷布置图Z-071:10018瓦斯抽采站供电系统图Z-08示意19放空管安装示意图Z-09示意110放空管拉线装置安装示意图Z-10示意111放空管遮雨帽制造图Z-11示意1江苏省第一工业设计院有限责任公司二一一年七月普定县东光煤矿瓦斯抽采专项设计说 明 书建设规模： 30万吨/年江苏省第一工业设计院有限责任公司二一一年七月普定县东光煤矿瓦斯抽采专项设计说 明 书建设规模：30万t/a院 长：总工程师：项目负责：江苏省第一工业设计院有限责任公司二一一年七月目 录前 言1第一章 矿井概况4第一节 概 述4第二节 地质及煤层特征7第三节 开拓与开采10第四节 通风及瓦斯12第二章 矿井瓦斯基础资料13第一节 瓦斯基础参数13第二节 瓦斯涌出量来源分析14第三节 瓦斯涌出量预测及变化规律15第四节 瓦斯储量20第三章 矿井瓦斯抽采21第一节 瓦斯抽采必要性与可行性21第二节 瓦斯抽采控制范围和指标22第三节 瓦斯抽采效果预计25第四节 瓦斯抽采方法27第五节 瓦斯抽采工艺28第六节 钻孔封孔工艺33第七节 钻孔施工工艺37第四章 矿井瓦斯抽采管路系统及抽采设备39第一节 设计依据39第二节 瓦斯抽采管路选型41第三节 瓦斯抽采管路系统阻力42第四节 瓦斯抽采设备选型44第五节 瓦斯抽采管路与钻孔组合工艺47第六节 附属装置及安全设施48第七节 瓦斯抽采管路安装方式55第五章 矿井瓦斯抽采泵站57第一节 瓦斯抽采泵站场地布置57第二节 瓦斯抽采泵站建筑57第三节 瓦斯抽采泵站供电、通信、照明58第四节 瓦斯抽采泵站给排水系统62第五节 瓦斯抽采泵站通风及消防系统62第六节 瓦斯抽采泵站保护系统63第七节 瓦斯抽采泵站环境保护63第六章 矿井瓦斯利用64第一节 瓦斯利用方案64第二节 瓦斯利用输配系统布置64第三节 瓦斯加压站65第四节 装机方案及总平面布置66第五节 主机及辅助设备67第六节 电气部分69第七节 主厂房布置70第八节 给排水系统70第九节 采暖通风及空气调节71第十节 环境保护71第十一节 消防措施72第十二节 节能72第七章 瓦斯抽采利用监测及控制73第一节 井下瓦斯抽采监测73第二节 地面瓦斯利用监测73第八章 组织管理及安全措施74第一节 队伍组织74第二节 图纸和技术资料74第三节 管理与规章制度75第四节 常用记录和报表样式76第五节 安全措施79第九章 技术经济81第一节 劳动组织81第二节 投资估算82第三节 主要技术经济指标82附 录84附件目录1、设计委托书；2、普定县东光煤矿采矿许可证（副本），证号：5200000830409；3、贵州省国土资源厅文件（黔国土资储备字2008157号）：“关于贵州省普定县东光煤矿资源储量核实报告矿产资源储量备案证明”及黔国土规划院储审字2008159：“贵州省普定县东光煤矿资源储量核实报告矿产资源储量评审意见书”；4、贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字200770号）：“对安顺市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”；5、贵州省煤田地质局实验室2003年12月30日提交的光明煤矿13#、15#煤层的煤尘爆炸性鉴定报告及15煤层自燃倾向性鉴定报告，据业主调查核实，当时的13#、15#煤层，即本报告的14、16号煤层；6、贵州省煤炭管理局文件（黔煤规字2008660号）：“关于对普定县东光煤矿（整合）开采方案设计的批复”及贵州省煤炭工业协会文件：“关于普定县东光煤矿（整合）开采方案设计专家评审意见”；7、贵州煤矿安全监察局林东监察分局文件（黔煤安监林字2008316号）：“关于安顺市普定县东光煤矿（整合）安全设施设计的批复”。附图目录序号图 名图号比 例份 数1开拓方式平、剖面图Z-011:500012采区巷道布置及机械配备平、剖面图Z-021:200013瓦斯抽采系统布置平面图Z-031:200014瓦斯抽采站位置图Z-041:50015瓦斯抽采泵房及低位水池布置图Z-051:10016瓦斯抽采泵房设备及附属设施布置图Z-061:10017瓦斯抽采泵房防雷布置图Z-071:10018瓦斯抽采站供电系统图Z-08示意19放空管安装示意图Z-09示意110放空管拉线装置安装示意图Z-10示意111放空管遮雨帽制造图Z-11示意1前 言普定县东光煤矿属整合矿井，由原东风煤矿（3万t/a）和光明煤矿（6万t/a）整合而成。矿区位于贵州省普定县北西部补郎乡等锥村，行政区划属普定县补郎乡管辖，其地理坐标：东经10549511055112,北纬：262625262751，矿区主要以公路交通为主，安（顺）织（金）县道从矿区内经过，至安顺约40公里、普定县城29km、安顺电厂约40 km，交通便利。该矿设计生产能力30万t/a，根据贵州省国土资源厅颁发的采矿许可证（证号: 5200000830409）划定的矿界，采矿权范围由7个拐点坐标圈定，矿区面积3.3306km2,开采深度+1600+1000m标高。该矿于2008年6月委托贵州省煤矿设计研究院作了普定县东光煤矿（整合）开采方案设计，同年7月经贵州省煤炭管理局核准登记，同年10月提交了普定县东光煤矿（整合）安全专篇，同年12月取得了贵州煤矿安全监察局林东监察分局批复，同意该方案实施。该矿至今尚未建成投产。根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字200770号）：“对安顺市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”，光明煤矿绝对瓦斯涌出量为2.14m3/min，相对瓦斯涌出量为8.56m3/t。二氧化碳绝对涌出量为0.30m3/min，相对涌出量为1.20m3/t，鉴定当年，属低瓦斯矿井。据该矿提供的资料，原东风煤矿1997年6月在6号煤层中掘时发生煤与瓦斯突出，突出煤量约90m3。据贵州省黔安监管办字2007345号：“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”，该矿所在地区为国家划定突出矿区，矿区位于普定县，属于煤与瓦斯突出危险区域，并且原东风煤矿发生过煤与瓦斯突出，因此该矿按煤与瓦斯突出矿井管理。为了进一步贯彻执行国家煤矿安全监察局提出的“以风定产，先抽后采（掘）、监测监控”的方针政策，消除和防止煤与瓦斯突出危险，确保矿井安全生产和建设，该矿特委托我单位进行编制瓦斯抽采专项设计。一、设计依据（一）设计委托书普定县东光煤矿瓦斯抽采专项设计委托书。（二）设计依据的文件1、普定县东光煤矿采矿许可证（副本），证号：5200000830409；2、贵州省国土资源厅文件（黔国土资储备字2008157号）：“关于贵州省普定县东光煤矿资源储量核实报告矿产资源储量备案证明”及黔国土规划院储审字2008159：“贵州省普定县东光煤矿资源储量核实报告矿产资源储量评审意见书”；3、贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字200770号）：“对安顺市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”；4、贵州省煤田地质局实验室2003年12月30日提交的光明煤矿13#、15#煤层的煤尘爆炸性鉴定报告及15煤层自燃倾向性鉴定报告，据业主调查核实，当时的13#、15#煤层，即本报告的14、16号煤层；5、贵州省煤炭管理局文件（黔煤规字2008660号）：“关于对普定县东光煤矿（整合）开采方案设计的批复”及贵州省煤炭工业协会文件：“关于普定县东光煤矿（整合）开采方案设计专家评审意见”；6、贵州煤矿安全监察局林东监察分局文件（黔煤安监林字2008316号）：“关于安顺市普定县东光煤矿（整合）安全设施设计的批复”。（三）设计依据的法律、条例、规程、规范、细则1、中华人民共和国煤炭法(1996.8)；2、中华人民共和国安全生产法(2002.6.29)；3、中华人民共和国矿山安全法(1992.11.7)；4、中华人民共和国矿山安全法实施条例(1996.10.11)；5、煤矿安全规程（2011年版）；6、防治煤与瓦斯突出规定；7、煤炭工业小型矿井设计规范（GB503992006）；8、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）；9、煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ10262006)；10、矿井瓦斯抽放规范（AQ10272006）；11、煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB504712008）；12、煤矿安全监测监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ10292007）。二、设计指导原则1、严格执行国家有关安全生产的法律、法规；2、严格执行“先抽后采、监测监控、以风定产”的煤矿瓦斯治理十二字方针；3、合理安排掘进、抽放、回采三者的超前和接替关系，保证瓦斯抽采所需要的时间，提高抽采效果；4、尽可能利用开拓、准备、回采巷道抽采瓦斯，必要时布置专用瓦斯抽采巷道。三、主要技术经济指标1、矿井瓦斯储量：46525.14万m3；2、矿井瓦斯可抽量：30241.34万m3；3、矿井瓦斯抽采率：65%；4、抽采年限:12.7a；5、劳动定员：32人；6、总投资：425.318万元。四、存在的主要问题及建议该矿现有煤层瓦斯资料数据较少，因此，建议矿井在今后的抽采过程中，进一步加强瓦斯地质工作，探明各煤层的瓦斯赋存规律和地质构造情况，加强矿井瓦斯抽采资料的收集整理，以进一步优化矿井瓦斯抽采参数，指导矿井安全生产和建设。94第一章 矿井概况第一节 概 述一、矿井交通位置普定县东光煤矿属整合矿井，由原东风煤矿（3万t/a）和光明煤矿（6万t/a）整合而成。矿区位于贵州省普定县北西部补郎乡等锥村，行政区划属普定县补郎乡管辖，其地理坐标：东经10549511055112,北纬：262625262751，矿区主要以公路交通为主，安（顺）织（金）县道从矿区内经过，至安顺约40公里、普定县城29km、安顺电厂约40 km，交通便利。见矿区交通位置图1-1-1。图1-1-1 矿区交通位置图二、矿井自然概况1、地形地貌该矿属低中山，以溶蚀-侵蚀、剥蚀地貌为主。含煤地层（碎屑岩）与上覆三叠系地层（碳酸盐岩）多形成陡崖：碎屑岩地层地势较缓，多被第四系坡积物覆盖，沟谷较发育，分布于矿区东部；碳酸盐岩地层形成峰丛洼地地貌，其落水洞、溶洞、溶斗等岩溶微地貌较发肓。地势西高东低,北高南低，最高点位于等堆，标高为+1706.5m，最低处为矿井东部溪沟，标高+1400m，该区地形标高一般为+1400+1600m，相对高差一般200250m。沟谷的切割深度（高差）一般为100200m。距该矿约4公里的三岔河河谷标高+1075m，为区域内最低侵蚀基准面。2、气象及地震矿区地处亚热带湿润季风气候区，冬无严寒，夏无酷暑，气候宜人。根据普定县气象局有关资料记载：最高气温34.3， 最低气温-11.1，年平均气温15.1；年平均降水量1378.2mm，日最大降水量174.3mm,冬季有冰冻和降雪天气，夏季雨水丰富，有暴雨。每年58月为降雨季节，其中68月时有暴雨和大暴雨出现。最长凝冻时间为2008年1月14日至2008年2月14日。根据中国地震动参数区划图（GB183062001），地震烈度为度，地震动峰值加速度为0.05g。3、地表水系及河流区内无较大的河流及地表水体，地表水以小溪沟形式存在，小溪沟多发育在含煤地层（碎屑岩）附近，枯季多干涸。区域水系属乌江水系三岔河流域。三、矿井境界根据贵州省国土资源厅颁发的采矿许可证（证号: 5200000830409）划定的矿界，采矿权范围由7个拐点坐标圈定，矿区面积3.3306km2,开采深度+1600+1000m标高。矿区走向长约1.93km，倾斜宽约0.81.4km，受F5断层自然分割为南北两块段，北块段走向长约1.5km，倾斜宽约0.81.4km，南块段走向长0.41.5km，倾斜最大宽约0.8km。拐点坐标见表1-1-2。表1-1-2 矿区拐点坐标表 拐点编号X坐标（m）Y坐标（m）1292650035583570229272253558286332928600355842504292760935585049529262203558512062925965355848457292636035584415面 积3.3306km2开采深度+1600+1000m标高四、矿井资源/储量根据贵州省国土资源厅文件（黔国土资储备字2008157号）：“关于贵州省普定县东光煤矿资源储量核实报告矿产资源储量备案证明”及黔国土规划院储审字2008159：“贵州省普定县东光煤矿资源储量核实报告矿产资源储量评审意见书”，截至2007年12月31日，该矿准采标高范围内保有资源储量（331+332+333+334？）1352万吨，其中（331）116万吨；（332）649万吨，（333）227万吨，（334?）360万吨。见表1-1-3。表1-1-3 各煤层资源/储量汇总表 单位：万t煤层编号331332333334?合 计644177511334051422881569636216322201110436721181649272182700000合 计1166492273601352五、矿井设计生产能力及服务年限该矿井设计生产能力为30万t/a，根据普定县东光煤矿（整合）开采方案设计、普定县东光煤矿（整合）安全专篇，计算服务年限为12.7a。第二节 地质及煤层特征一、地层及地质构造特征1、地层井田及邻近出露的地层为二叠系中统茅口组至三叠系下统大冶组，现从老到新分述如下：1）二叠系中统茅口组（P2m）出露于矿井东部区外。主要为浅灰色、深灰色中厚层状、厚层状灰岩，含白云质团块或白云岩，具缝合线构造，产腕足类、蜓等动物化石。2）二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3）出露于矿井东部边缘，主要岩性为暗绿、灰绿色玄武质熔岩及玄武质火山角砾岩，间夹少量凝灰岩。产腕足类及海百合化石。钻探揭露厚度65.94米与上覆龙潭组呈假整合接触。3）二叠系上统龙潭组（P3l）为井田主要含煤地层，是一套海陆交互相多旋回沉积，旋回结构明显。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥灰岩、煤层及灰岩组成。灰岩1426层、厚35.9974.86M平均57.12M、灰岩占11.0923.11%。含煤1123层，一般16层左右，可采煤层5层。厚度6.39.54m，平均7.39m。龙潭组厚度301.00374.91m，平均323.98m，厚度在倾向上向深部增厚，在龙潭组上段增厚。下段(P3l1)：以粉砂岩、泥质粉砂岩为主，多产植物化石；夹79层灰岩，中上部为27号局部可采煤层。厚度104.33124.79m，平均115.69m，厚度变化不大。上段(P3l2)：以粉砂岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩为主，夹细砂岩、灰岩。夹814层灰岩，上部为6煤层全区可采煤层，底部有14、16、21号全区可采煤层，厚174.78270.37m，平均208.29m，厚度在倾向上向深部增厚由174.18-187.65M增至227.71240.70M。4）长兴组(P3c)出露于矿井中部,岩性以深灰色硅质灰岩、燧石灰岩为主、夹钙质泥岩及粉砂质泥岩。本组地层在地表上常呈一小陡坎，顶部呈一小平台。厚度32.1648.30m，平均37.73m，厚度变化不大。与下伏地层呈整合接触。5）三叠系下统大冶组(T1d)出露于勘查区中西部及外围。岩性主要为灰色灰岩、灰色灰绿色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩等，具波状层理、交错层理，产瓣鳃类及腕足类动物化石。组内连续沉积，与下伏地层呈假整合接触。根据岩性分为二段：第一段(T1d1 )：主要为灰色石灰岩、灰色灰绿色粉砂岩，产瓣鳃类及腕足类动物化石等动物化石。具水平层理、波状层理。厚度135.79150.12 m，平均为141.77m。第二段(T1d2 )：岩性主要为灰色灰岩。在本区出露不全，钻探厚度85.43166.92m。6）第四系(Q)区内第四系零星分布于河谷阶地、岩溶谷地、岩溶洼地等，主要由松散的崩塌物、坡积物、沟谷冲积物、粘土等组成，厚度010m。与下伏地层呈角度不整合接触。2、地质构造特征矿区位于补郎（普定）向斜南东翼东北段，补郎向斜呈北北东南西走向，井田总体构造形态为一单斜构造。有一长度约2000m、南东北西走向的逆断层F5，落差3075m，倾角6070。F5断层将井田分为南西和北东两块段，北块段走线长约1.5km，倾向宽约1.5km，地层倾角一般在1525，深度变缓为1015；南块段走向约0.41.5km，倾向宽约0.8km，地层倾角一般在3036。该断层对煤层开拓有一定影响，设计将该断层作为划分采区的天然边界。矿区发现一隐伏正断层F6，落差4070m左右，北东南西向大致沿走向延伸，该断层使下部煤层倾角变缓，致使27号煤层下部地层部分缺失。该断层大致沿走向破坏了所有可采煤层。主要影响二采区深部开采。井田地层产状沿走向和倾向均有一定变化，构造类型为中等。二、煤层及煤质特征1、煤层特征矿区可采煤层(按厚度)为6、14、16、21和27号煤层，其中全区可采煤层为14、16号煤层，大部可采三层(6、21、27号煤层)，可采煤层和大部可采煤层总厚6.309.54m，平均6.46m。 1）6号煤层位于龙潭组上段上部，距长兴组底界56.06m，厚0.541.25m m，平均0.88m。大部可采(可采率94%)煤层稳定，单一。顶板岩性为深灰色粉砂质泥岩、泥岩，水平层理发育，含动物化石，局部含植物化石碎片。底板岩性为泥岩。2）14号煤层位于龙潭组上段中下部，厚0.593.03m，平均1.94m，上距6号煤层平均98.57m。全区可采，厚度变化较大，由南西往北东煤厚增大。一般含夹矸12层，夹矸单层厚度0.050.28m，主要为炭质泥岩。顶板岩性主要为泥岩、粉砂质泥岩。底板岩性为泥岩、炭质泥岩。3）16号煤层位于龙潭组上段下部。厚0.822.16m，平均1.52m，上距14号煤层平均24.19m。全区可采，厚度变化不大，厚度变化趋势不明显。煤层结构简单，含夹矸01层。顶板岩性为粉砂质泥岩、泥岩及粉砂岩。底板岩性为粉砂岩、泥岩、碳质泥岩。4）21号煤层位于龙潭组上段底部。厚0.392.15m，平均1.31m，大部可采(可采率90%)上距16号煤层平均30.57m。煤层变化较大。含01层夹矸。顶板岩性为粉砂岩、炭质泥岩及粉砂质泥岩。底板岩性为粉砂质泥岩、粉砂岩、炭质泥岩、细砂岩、泥岩，岩性复杂。5）27号煤层位于龙潭组下段底部。厚01.33m，平均0.81m。不稳定，大部可采(可采率75%)。上距21号煤层平均64.08m。含01层夹矸，夹矸为炭质泥岩。顶板岩性主要为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩，其次为炭质泥岩、泥岩、细砂岩。底板岩性为细砂岩，粉砂岩、炭质泥岩、粉砂质泥岩，岩性复杂。可采煤层特征见表1-2-1。表1-2-1 可采煤层特征表煤层名称煤层厚度/m煤层间距/m煤层结构顶底板岩性稳定性可采性 可采率(%)最小最大平均最小最大平均夹矸层数夹矸厚（m）顶板底板60.54-1.250.8877.09-126.9898.57粉砂质泥岩、泥岩泥岩较稳定大部可采94140.59-3.031.941-20.05-0.28泥岩、粉砂质泥岩泥岩、炭质泥岩较稳定全区可采10017.34-41.4524.19160.82-2.161.52粉砂质泥岩、泥岩、粉砂岩粉砂岩、泥岩、碳质泥岩较稳定全区可采10024.20-37.6330.57210.39-2.151.310-10-0.490.1475粉砂岩、炭质泥岩及粉砂质泥岩粉砂质泥岩、粉砂岩、炭质泥岩较稳定大部可采9054.97-82.3364.08270-1.320.810-10-0.460.1粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩细砂岩，粉砂岩、炭质泥岩不稳定大部可采752、煤质特征（1）物理性质及煤岩类型煤为黑色和灰黑色，块状及破碎状贝壳状断口,高硫份煤见透镜状黄铁矿,低硫份煤中含散晶壮黄铁矿。煤岩成分以亮煤为主，镜煤及暗煤次之，少有丝炭。煤岩类型有半亮型和半暗型，以亮型为主。有机显微煤岩组分井田内以微镜惰煤。可采煤层变质阶段为阶段。（2）化学性质根据原煤分析结果，按国家质量监督检验检疫总局（GB/T 15224，1.2.3-2004）发布的煤炭质量分级标准，该矿煤层原煤属低中灰、中灰、中高硫、高硫、高热值无烟煤，按其工艺性质及用途分类，属动力用煤。可作民用和动力燃料。可采煤层煤质特征见表1-2-2。表122 可采煤层煤质特征表煤 层编 号工 业 分 析（Mad）(Ad)%(Vdaf)%(St,d) %Qnet,ur(Mj/kg)6 0.8121.459.383.8227.13141.4926.0710.072.6624.97161.2218.278.152.5228.68211.3127.178.884.6325.28270.8724.148.783.5126.41第三节 开拓与开采一、开拓方式该矿采用平硐开拓方式，工业场地布置在矿区东南面的小格道秋南小溪沟两侧，全矿划分为一个水平（+1230m）、四个采区，采区以断层（F5断层）为界，断层以北水平以上为一采区，以下为二采区，断层以南为三、四采区。主平硐（胶带）井口标高为+1288.0m，方位角为12822，长度为130m；副平硐（轨道）井口标高为+1228.0m，方位角为12822，长度为120m；主平硐（胶带）与副平硐（轨道）贯通后，采用机轨合一的方式布置，掘至21号煤层的底板约12.4m标7下灰岩中，与布置在该层位的一采区轨道斜井、一采区回风斜井和一采区运输上山相连，并布置下车场及绕道、井下消防材料库、采区变电所等硐室。后期在主平硐作运输大巷穿断层至南部同层灰岩，与南回风斜井和轨道上（下）山相联开拓南块段。二、采区巷道布置设计首采一采区，利用一采区内井筒作上山，一采区轨道斜井、一采区运输上山倾角均为16，一采区回风斜井倾角为817，一采区轨道斜井、一采区回风斜井和一采区运输上山均沿21号煤层底板掘进与平硐贯通并布置下车场及绕道、变电所、井下消防材料库等硐室；一采区轨道斜井、一采区回风斜井掘进至+1377.3m标高后掘进11上车场、11轨道石门和11专用回风石门，11轨道石门和11专用回风石门揭14号煤层后沿煤层走向向东北方向掘进11401回风顺槽至一采区边界；一采区运输上山在+1330.6m标高掘进11运输石门。一采区轨道斜井在+1325.6m标高分别掘进11中车场、12轨道石门、12专用回风石门掘至14号煤层后沿煤层走向向东北方向掘进11401运输顺槽至采区边界布置11401工作面与11401回风顺槽连通，同时布置11402运输顺槽掘进工作面和13轨道石门掘进工作面形成完整的生产系统。三、采区及煤层开采顺序、采区接替关系1、采区及煤层开采顺序采区开采顺序：一采区二区三采区四采区。煤层开采顺序：14号煤层16号煤层21号煤层27号煤层。2、采区接替关系采区接替关系：一采区二区三采区四采区。五、采煤方法、顶板管理根据该矿开拓及采区巷道布置、煤层赋存情况，设计采用走向长壁式采煤法，后退式回采，采煤工艺为高档普采，采用单体液压支柱配金属铰接顶梁进行支护，全部垮落法管理顶板。六、掘进方法掘进工作面设计配备ZMS12型煤电钻和ZY-24型气腿式凿岩机打眼，采用远距离放炮掘进。第四节 通风及瓦斯一、矿井通风矿井通风方式前期（一采区）为中央并列式（对全矿而言，后期设南风井，也可称为分区式），通风方法为抽出式。根据普定县东光煤矿（整合）开采方案设计、普定县东光煤矿（整合）安全专篇，矿井通风容易时期总配风量为46m3/s，困难时期总配风量为53m3/s。设计采用FBCDZ18-8型防爆抽出轴流式通风机二台，一台使用，一台备用，配套电机型号YBF280M8，转速n=740rpm，功率552kw，风量：2585m3/s；静压：5061913Pa。掘进工作面设计选用FDB-2-NO6/30型对旋式局部通风机进行压入式通风，其吸风量为3.335.16/m3/s，电机功率为30kw，电压660v。二、瓦斯情况根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字200770号）：“对安顺市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”，光明煤矿绝对瓦斯涌出量为2.14m3/min，相对瓦斯涌出量为8.56m3/t。二氧化碳绝对涌出量为0.30m3/min，相对涌出量为1.20m3/t，鉴定当年，属低瓦斯矿井。据该矿提供的资料，原东风煤矿1997年6月在6号煤层中掘时发生煤与瓦斯突出，突出煤量约90m3。据贵州省黔安监管办字2007345号：“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”，该矿所在地区为国家划定突出矿区，矿区位于普定县，属于煤与瓦斯突出危险区域，并且原东风煤矿发生过煤与瓦斯突出，因此该矿按煤与瓦斯突出矿井管理。第二章 矿井瓦斯基础资料第一节 瓦斯基础参数煤层瓦斯赋存基本参数是矿井瓦斯防治和瓦斯抽采设计的依据，本次设计采用贵州省煤田地质局地质勘察研究院2008年6月编制的贵州省普定县东光煤矿煤炭勘探地质报告提供的各种基本参数。表211 煤层瓦斯赋存基本参数测定结果表1煤层标 高(m)自然瓦斯成分(%)瓦斯含量(ml/g.r)无空气基O2C02CH4重 烃N2CO2CH4重 烃C2C2C361420.519.590.2190.120.073.080.1413.580.06微1218.9119.920.3779.660.063.460.1613.770.09微141339.1416.40.4583.030.123.817.7113.860.03微1195.2144.840.2754.830.054.170.220.450.08微161312.32110.2288.620.161.310.1513.640.050.0011078.7241.621.6256.540.218.610.28.740.2（1174.76）4.280.0995.530.11.460.0110.690.080.001211048.8444.490.2555.220.049.720.1412.520.210.001表2-1-2 煤层瓦斯赋存基本参数测定结果表2煤层编号采样编号化验编号孔隙率煤的坚固性系数瓦斯放散初速度等温吸附试验煤质结构特征预测指标K%f值Pab14102-2瓦2008-10113.770.751931.001.58825.3316102-3瓦2008-10111.390.652334.771.28235.3821102-5瓦2008-10110.760.471937.301.14140.4227102-6瓦2008-10113.250.702841.441.02840.00第二节 瓦斯涌出量来源分析该矿瓦斯涌出量来源主要是回采工作面、掘进工作面、采空区及邻近煤层。1、回采工作面瓦斯涌出构成一是来自开采煤层瓦斯涌出，二是来自开采层影响范围之内邻近煤层瓦斯涌出，包括上邻近层和下邻近层及围岩瓦斯。2、掘进工作面涌出瓦斯构成一是来自掘进巷道煤壁瓦斯涌出，二是来自掘进落煤的瓦斯涌出。3、瓦斯涌出量是指采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和。4、瓦斯涌出量为全矿井内全部生产采区和已采采区（包括其它辅助巷道）瓦斯涌出量之和。该矿可采煤层采区巷道布置采用单层布置方式。在开采过程中，邻近不可采煤层的瓦斯将通过采动产生的裂隙涌出到采掘空间，即矿井瓦斯不但来源于开采煤层，还来源于其它邻近不可采或可采煤层，本设计从安全稳妥考虑，将其作为瓦斯涌出的重要来源。同时考虑了随着开采延深和产量增大瓦斯涌出量将增加这一因素。第三节 瓦斯涌出量预测及变化规律一、矿井瓦斯涌出量预测该矿瓦斯涌出量预测采用矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）中的分源预测法进行预测。1、煤层瓦斯含量（1）煤层瓦斯压力计算根据该矿开拓方式平、剖面图，该矿一、二采区6、14、16、21、27号煤层最低开采深度标高分别为+1165m、+1050m、+1025m、+1000m、+1071m，对应地面标高最大分别为+1575m、+1575m、+1575m、+1587m、+1557m、。P = mH/1000=7H/1000Mpa式中：P-距地表垂深H处煤层瓦斯压力，Mpa；m-瓦斯压力系数，m=2.0310.13,设计取7.0；H-距地表垂深，m；1）P6= mH/1000=7（1575-1165）/1000=2.87Mpa2）P14= mH/1000=7（1575-1050）/1000=3.68Mpa3）P16= mH/1000=7（1575-1025）/1000=3.85Mpa4）P21= mH/1000=7（1587-1000）/1000=4.11Mpa5）P27= mH/1000=7（1557-1071）/1000=3.41Mpa（2）矿井煤层瓦斯含量计算W0WXWY 式中：Wx煤的吸附瓦斯量，m3/t; Wf、Af、V煤的水分、灰分、挥发分，； P瓦斯压力，Mpa； e自然对数底； n； a2.4+0.21 V； b1-0.004 V； Wy游离瓦斯含量，m3/t； fn煤的孔隙率，查表取10； 煤的容重，m3/t； Ky相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查表的Ky1.06； T温度，取20。主要可采煤层瓦斯含量计算见表2-3-1。表2-3-1 主要可采煤层瓦斯含量 煤层Wf (%)Af(%)V (%)abP(MPa)Kyfn(%)en(t/m3)Wx(m3/t)Wy(m3/t)W 0(m3/t)60.81 21.45 9.384.37 0.96 2.87 1.06 10.00 1.48 1.60 17.79 1.73 19.52 141.49 26.07 10.14.51 0.96 3.68 1.06 10.00 1.48 1.60 14.49 2.21 16.70 161.22 18.27 8.154.11 0.97 3.85 1.06 10.00 1.48 1.60 17.75 2.32 20.07 211.31 27.17 8.9 4.26 0.96 4.11 1.06 10.00 1.48 1.60 15.36 2.47 17.83 270.87 24.14 8.784.24 0.96 3.41 1.06 10.00 1.48 1.60 17.49 2.05 19.54 2、瓦斯涌出量计算矿井基建期，瓦斯主要来源于掘进；矿井生产期瓦斯涌出主要来源于采煤工作面、掘进和采空区三大部分，而采煤工作面的瓦斯涌出主要来源于本煤层、围岩和临近的煤层、煤线。采煤工作面瓦斯涌出是根据煤层瓦斯含量、煤层厚度、采高、工作面产量等参数，考虑采场丢煤、巷掘进预排瓦斯带、围岩和临近的煤层、煤线瓦斯涌出等因素综合计算。设计根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行预测。1）回采工作面相对瓦斯涌出量预测q采K1K2K3 (Wo-Wc)i式中： q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t； K1围岩瓦斯涌出系数，1.11.3，全部垮落法管理顶板时，K11.20。；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数计算，K2 = 1K4； K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时， K3= ， L工作面长度，L=130m； h掘进巷现道预排等值宽度，h=9m； m开采层厚度，m； mi临近层厚度，m； M工作面采高，m； Wo煤层原始瓦斯含量，m3/t； Wc运出矿井后原煤的残存瓦斯含量，m3/t； Woi第i个邻近层煤层原煤瓦斯含量，m3/t； Wci第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t； i第i个邻近层瓦斯排放率，；14号煤层回采工作面相对瓦斯涌出量计算结果见表2-3-2。表2-3-2 14号煤层回采工作面相对瓦斯涌出量煤层K1K2K3与开采层间距（m)%煤层厚度(m)采高(m)工作面回采率k4原煤瓦斯含量W0(t/m3)纯煤残存瓦斯含量Wc/(t/m3)原煤残存瓦斯含量Wc(t/m3)相对瓦斯涌出量q(t/m3)开采层141.201.050.870.001.941.940.9519.525.203.2317.93 邻近层698.572.000.881.9416.705.002.480.13 邻近层1624.1945.001.521.9420.075.803.395.88 邻近层2156.2825.001.311.9417.835.602.852.53 邻近层27121.670.000.811.9419.545.403.190.00 合计26.47 2）掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘 Dvqo(2-1)+Sv(Wo-Wc)式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；D巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D=2m（m为开采层厚度），m；v巷道平均掘进速度，m/min；L巷道长度,m；qo煤壁瓦斯涌出强度，（m3/（m2.min）；qo0.0260.0004(Vr)2+0.16 Wo； Wo煤层原始瓦斯含量，m3/t； Wc运出矿井后原煤的残存瓦斯含量，m3/t；Vr煤中挥发分含量；S掘进巷道断面积，m2；煤的密度， t/ m3；各煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量计算结果见表2-3-3。表2-3-3 各煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量煤层D（m）V（m/min）qLS（m2）（t/m3）原煤瓦斯含量W0(t/m3)纯煤残存瓦斯含量Wc/(t/m3)原煤残存瓦斯含量Wc(t/m3)绝对瓦斯涌出量q掘(m3/min)63.88 0.0040.099600.00 7.50 1.60 19.52 5.20 3.23 1.97 141.76 0.0040.087600.00 7.50 1.60 16.70 5.00 2.48 1.16 163.04 0.0040.097600.00 7.50 1.60 20.07 5.80 3.39 1.72 212.62 0.0040.089600.00 7.50 1.60 17.83 5.60 2.85 1.44 271.62 0.0040.097600.00 7.50 1.60 19.54 5.40 3.19 1.27 3、采区瓦斯涌出量计算采区瓦斯涌出量系采区内所有回采工作面、掘进工作面（巷道）瓦斯涌出量之和，按下式计算：q区式中：q区 生产采区瓦斯涌出量，m3t；K 生产采区采空区瓦斯涌出系数，查表取1.35；q采i 第i个回采工作面的相对瓦斯涌出量，m3t；Ai 第i个回采工作面的平均日产量，934.18td；q掘i 第i个掘进工作面(巷道)的绝对瓦斯涌出量，m3min；A0i 生产采区回采煤量和掘进煤量之总和，979.63td。经计算：q区1.35（26.47934.18+1.7214402）/979.6340.9m3t4、矿井瓦斯涌出量计算矿井瓦斯涌出量是矿井内全部生产区和采空区瓦斯涌出量之和，按下式计算；q矿式中：q矿 矿井相对瓦斯涌出量，m3t；K” 已采采空区瓦斯涌出系数，查表取1.35；q区i 第i个生产采区的相对瓦斯涌出量， m3t； A0i 第i个生产采区平均日产煤量，979.63td。经计算：q矿1.35（40.9979.63）/979.6355.22m3t5、按瓦斯不均衡性涌出计算q（矿）相Knq矿1.255.22=66.26m3t式中：Kn 瓦斯涌出不均衡系数。矿井或采区瓦斯涌出不均衡系数取Kn1.11.3，本设计取1.2。二、矿井瓦斯涌出变化规律在矿井投产初期，瓦斯主要来源于掘进及原采空区；矿井生产中期，瓦斯涌出以回采区为主；矿井生产后期，老空区瓦斯占相当比重。同时，随着开采深度的增加，不仅瓦斯涌出量增大，而且由于来自开采层及围岩的